时间:2024-07-28
唐世界
(河南能源焦煤公司赵固二矿,河南 新乡 453000)
随着我国煤矿进入深部开采,矿井所面临的地质条件愈加复杂,需要解决的生产技术问题更加棘手。矿井的开拓巷道一般布置在岩层当中,围岩属性包含泥岩、砂岩砂质泥岩等,有时巷道需布置在泥岩等软弱岩层当中,深井软岩巷道在高应力环境下易发生显著变形,若巷道支护方案制定不合理,后期需投入大量的人力物力进行维护,严重影响矿井安全高效生产。为解决深井软岩巷道变形显著问题,专家学者开展了大量的工作研究高应力软岩巷道围岩破坏失稳机理及变形控制机制,并取得了丰富的理论成果和实践成果。
针对深井软岩巷道变形显著问题,康红普等[1]分析研究了新汶千米深井软岩巷道变形特征,提出了锚注联合支护围岩加固技术,能够有效控制巷道围岩变形;李为腾等[2]针对赵楼煤矿开采条件,研究分析了高应力环境下软岩巷道支护体系作用机制,并提出通过拱架支护来抑制高应力软岩巷道围岩失稳;余伟健等[3]研究分析高应力软岩巷道的变形机理,提出了“锚杆、金属网、喷浆、锚索、注浆和底板锚索”的综合支护方式控制巷道围岩变形;王襄禹等[4]提出了锚注结构承载力的计算公式,有利于预测锚注支护软岩巷道变形情况;谢生荣等[5]为控制深部软岩巷道变形,研究得出锚喷注强化承压拱支护技术;康红普等[6]认为锚杆预紧力是决定支护效果的关键因素,提出通过高预紧力、强力锚杆的使用,配合注浆加固,能实现对软岩巷道大变形的有效控制;蒋敬平等[7]基于深井巷道软岩大变形力学特性,探索研究了高强锚注支护作用机理,其研究认为通过高强全锚注支护可实现由传统端锚向全锚的转变,不仅增强了围岩的承载能力,同时增大了支护系统的有效承载范围;其他学者[8-10]针对高应力软岩巷道支护进行了大量的研究工作,且治理成效明显。
综上所述,高应力软岩巷道支护问题是影响矿井生产的难题之一,笔者针对14040工作面下顺槽底抽巷围岩变形情况,分析围岩变形破坏原因,提出强力一次性支护技术控制软岩巷道围岩变形,数值模拟研究围岩控制效果,并通过现场观测验证支护效果。
河南能源集团赵固二矿为煤与瓦斯突出矿井,目前正在回采14030综采工作面,原设计在14040工作面顺槽掘进过程中施工顺层钻孔消突,但经主管部门审核认为不能实现完全消除突出风险,需根据《防治煤与瓦斯突出细则》进行瓦斯治理,设计施工了14040工作面下顺槽底抽巷,但存在采掘接替紧张问题,同时14040工作面下顺槽底抽巷地质条件复杂,因此需要在满足巷道围岩变形控制要求的前提下,提出一种快速高效的支护方案。
1) 14040工作面下顺槽底抽巷开采条件。矿井主采二叠系山西组二1煤层,该煤层为单一近水平煤层,煤层倾角为4°~10°,厚度为4.73~6.77 m,平均厚度为6.16 m。煤层直接顶由灰黑色砂质泥岩和灰色泥岩组成,老顶为大占砂岩组成;煤层直接底为灰黑色砂质泥岩和灰色泥岩,老底为L9灰岩。14040工作面下顺槽底抽巷掘进层位主要位于二1煤层底板与L9灰岩附近,结构较简单,为稳定层位。14040工作面底抽巷综合柱状如图1所示。
图1 14040工作面下顺槽底抽巷综合柱状图Fig.1 Comprehensive histogram of bottom drainage roadway in 14040 working face
14040工作面下顺槽底抽巷位于矿井四盘区中部,设计顶板标高-673.0~-765.2 m,总工程量2 539.15 m,位于14040工作面下顺槽正下方。东北侧为未开采的14040工作面,西南侧为未开采的14050工作面,西北接西轨道大巷,如图2所示。
图2 14040工作面下顺槽底抽巷位置示意图Fig.2 Location map of bottom drainage roadway in 14040 working face
2) 14040工作面下顺槽底抽巷原支护设计。14040工作面下顺槽底抽巷原设计为半圆拱形断面,支护形式为初喷50 mm+锚网索+U36钢棚+复喷100 mm+注浆联合支护,原支护设计如图3所示。
图3 14040工作面下顺槽底抽巷原设计支护断面图Fig.3 Original design support cross section of bottom drainage roadway in 14040 working face
①一次支护:初喷50 mm+锚网索。 锚杆规格:Φ20 mm×3 200 mm,间排距:800 mm×800 mm,锚固长度≥1 000 mm,锚杆设计锚固力100 kN;锚索规格:Φ21.6 mm×6 250 mm,间排距:1 600 mm×1 600 mm,锚固长度≥2 000 mm,锚索预紧力不低于350 kN。
②二次支护:U36钢棚+复喷100 mm+注浆。U36钢棚为单棚,U钢棚间距为中对中600 mm,架棚结束后进行复喷,喷砼厚度100 mm,强度为C25。采用深浅孔交替注浆方式(一排深孔,一排浅孔),对巷道全断面进行注浆,深孔孔深为4 000 mm,浅孔孔深度为2 500 mm,注浆管规格:Φ25 mm×2 000 mm,注浆孔间排距为1 600 mm×1 600 mm,巷道注浆终压≥3 MPa,注浆水泥为P·O42.5普通硅酸盐水泥,浆液配合比为水∶水泥=1∶0.6~0.8。
3) 原支护效果。现场矿压观测数据显示,原支护方案下巷道掘成后一周内,变形速率均值可达12~15 mm/d,峰值可达112 mm/d,观测得到的顶底板移近量达1.1~1.9 m,两帮收敛量达0.8~1.5 m。通过对观测数据的分析研究,发现巷道掘成后需经历32~56 d才能达到稳定状态,围岩条件较差时变形周期甚至长达半年。
受巷道开挖后重新调整的应力作用,巷道围岩沿径向由内而外形成破碎区、塑性区和弹性区,巷道支护后,在支护体和围岩自身承载的作用下巷道围岩可大致形成内外两个承载结构,如图4所示,外承载结构即应力峰值区附近弹塑性煤岩体,包括小部分塑性区和弹性区的围岩;内承载结构即巷道浅部以锚固体、注浆体及支架等为主的支护结构,包括破碎区和大部分塑性区的围岩。
图4 深部软岩巷道承载结构示意Fig.4 Bearing structure of deep soft rock roadway
根据弹塑性区应力连续方程可得到巷道塑性区及破碎区半径见式(1)和式(2)。
(1)
(2)
式中:Rs为破碎区半径;R0为巷道半径;Rp为塑性区半径;σRp为弹塑性区交界面处的应力;C为岩体内聚力;φ为内摩擦角;Q为岩体强度软化模量;η为塑性软化区围岩扩容梯度。
14040工作面下顺槽底抽巷开挖后,软弱围岩初始应力平衡状态发生改变,使围岩应力由三向受力转变为二向受力。14040工作面下顺槽底抽巷巷道底板和帮部围岩为泥岩和砂质泥岩,内部天然发育节理裂隙,岩体承载能力差,且遇水易泥化膨胀;同时巷道平均埋深700 m,围岩所承受的原岩应力水平较高。深部高应力环境条件下,围岩发生塑性变形,宏观表现为巷道帮鼓、底鼓。由于巷帮承载能力差,无法承受上覆岩层重力载荷,巷帮被压缩后顶板发生下沉变形。结合巷道现场情况对式(1)和式(2)分析可知,原支护围岩控制效果不佳的根本原因是泥岩受扰动易破坏,同时对塑性破坏区的支护强度不够,巷道注浆管注浆深度存在限制,未能完全对塑性破坏区进行注浆改性,使得围岩形成承载结构,提升巷道围岩承载性能。
设外承载结构承担着巷道围岩一半的应力增大载荷,同时以塑性区切向应力为1.1倍原岩应力处为外承载结构内半径,因此外承载结构内、外半径计算见式(3)。
(3)
通过对式(3)分析可知,当巷道围岩的内聚力和内摩擦角较大时,即岩层强度较高时,巷道围岩塑性区较小,浅部围岩起主要承载作用,巷道容易维护。随着巷道围岩破碎区及塑性区发育,外承载结构远离巷道,巷道难以维护。因此深井软岩巷道变形控制的思路为提高巷道浅部围岩的承载能力、控制外承载结构位置,通过增大内承载结构支护强度、围岩内聚力和内摩擦角以及减小扰动影响程度,能够使外承载结构靠近巷道、外承载结构厚度减小,提高巷道浅部围岩的承载能力。
基于上述分析,提出采用强力一次性支护技术控制巷道围岩变形。同原支护方案相比,强力一次性支护技术取消了架棚支护,将半圆拱形断面优化为矩形断面、锚杆支护优化为全锚索支护、增加注浆锚索支护等。14040工作面下顺槽底抽巷优化后支护形式为初喷50 mm+锚网索+复喷100 mm+补强锚网索支护+注浆联合支护。
1) 支护参数。一次支护形式为初喷50 mm+锚网索。 顶板锚索规格:Φ21.6 mm×3 250 mm,间排距800 mm×800 mm。 帮部锚索规格:Φ21.6 mm×3 250 mm,间排距800 mm×800 mm。
二次补强支护形式为复喷100 mm+顶底板注浆锚索。顶板注浆锚索规格:Φ22 mm×6 250 mm,间排距1 600 mm×1 600 mm;底板注浆锚索规格:Φ22 mm×6 250 mm,间排距1 300 mm×1 600 mm。
2) 锚索预紧力要求。Φ21.6 mm锚索预紧力不低于350 kN;Φ22 mm注浆锚索初次预紧力100 kN,注浆后二次紧固预紧力不小于350 kN。
3) 注浆参数。巷道注浆为全断面注浆,顶板和底板注浆均采用注浆锚索进行注浆,帮部注浆采用金属焊管进行注浆。
顶板注浆锚索要求初次预紧后进行注浆,待浆液凝固后(凝固期3 d),对注浆锚索进行二次紧固;底板注浆锚索直接注浆锚固,不再进行初次预紧。
帮部注浆方式为深浅孔交替注浆(一排深孔,一排浅孔),深孔孔深为4 000 mm,浅孔孔深为2 500 mm,注浆管规格:Φ25 mm×2 000 mm,注浆孔间排距为1 600 mm×1 600 mm,巷道注浆终压不小于3 MPa,注浆水泥为P·O42.5普通硅酸盐水泥,浆液配合比为水∶水泥=1∶0.6~1∶0.8。14040工作面下顺槽底抽巷优化后支护断面图如图5所示。
图5 14040工作面下顺槽底抽巷强力一次性支护断面图Fig.5 Strong one-time support cross section of bottom drainage roadway in 14040 working face
基于14040工作面下顺槽底抽巷地质条件,建立了FLAC3D数值模型模拟强力一次性支护方案下巷道围岩变形控制效果。 模型长105.8 m,宽50 m,高85.8 m,共有65 100单元体,模型计算采用摩尔-库仑准则,14040工作面底抽巷数值计算模型图如图6所示。
图6 14040工作面底抽巷数值计算模型图Fig.6 Numerical simulation model of bottom drainage roadway in 14040 working face
巷道塑性区分布及围岩变形情况如图7所示。由图7可知,采取强力一次性支护方案后,顶板及底板塑性破坏深度为2.5 m,两帮塑性破坏深度为1.1 m;顶板下沉量为226 mm,底鼓量为187 mm,两帮变形量为268 mm。数值模拟结果显示巷道整体变形量较小,可进一步开展现场试验验证强力一次性支护方案的围岩控制效果。
图7 强力一次性支护围岩变形控制效果数值模拟Fig.7 Numerical simulation of surrounding rock deformation control effect of strong one-time support
为验证强力一次性支护技术围岩控制效果,在14040工作面下顺槽底抽巷安设表面位移测站,采用“十”字观测法测定巷道顶底板、两帮移近量,掘进期间巷道围岩相对变形量随时间的变化情况见图8。由图8可知,在采用强力一次性支护技术后,巷道顶底板移近量及两帮移近量随时间均呈现出先增大后趋于稳定的变化规律。在巷道掘成初期阶段(一周左右),巷道顶底板和两帮位移变化明显;随着掘进工作面不断前进(一周后),其巷道围岩变形速率开始降低至趋于稳定。在巷道围岩变形趋于稳定后,监测到的巷道顶板下沉量110 mm,底鼓量200 mm,两帮收缩量190 mm,符合设计要求,能够满足掘进和打钻平行作业需要。综上所述,在采用强力一次性支护技术支护后,支护系统能有效控制软弱围岩巷道变形,保障巷道服务期间的正常使用。
图8 巷道变形量曲线Fig.8 Deformation curve of roadway
与以往架棚支护相比,强力一次性支护材料成本低,支护材料成本明显减少。14040工作面下顺槽底抽巷每米支护成本为12 300元,架棚支护每米支护成本为17 500元,每米巷道节约支护材料成本5 200元,预计巷道节约1 090余万元。原架棚支护与强力一次支护材料成本计算表见表2。
表2 巷道支护材料成本Table 2 Cost of roadway support materials
14040工作面下顺槽底抽巷采用EBZ318(H)型综掘机施工配合强力一次性支护技术后,单进水平显著提升,与前期施工相比,单进水平提高2倍。
表1 数值模拟计算岩体力学参数表Table 1 Mechanical parameters for the numerical simulation
图9 14040工作面下顺槽底抽巷支护效果图Fig.9 Support effect of bottom drainage roadway in 14040 working face
1) 针对14040工作面下顺槽底抽巷原支护变形显著问题展开分析,得出原支护失效的原因是深井巷道围岩承受的应力水平较高,受掘进扰动叠加作用泥岩发生变形破坏,而原支护系统支护强度不足,围岩难以形成整体承载结构。
2) 深井软岩巷道变形控制的思路为提高巷道浅部围岩的承载能力、控制外承载结构位置,通过增大内承载结构支护强度、围岩内聚力和内摩擦角以及减小扰动影响程度,能够使外承载结构靠近巷道、外承载结构厚度减小,提高巷道浅部围岩的承载能力。
3) 现场观测结果显示巷道变形稳定周期为12 d,巷道围岩变形趋于稳定后,巷道顶板下沉量为110 mm,底鼓量为200 mm,两帮收缩量为190 mm,巷道变形量在可控范围内,能够满足行人运料要求。
4) 14040工作面下顺槽底抽巷强力一次性支护技术实施以来,提高了巷道支护强度,有效控制了巷道变形,降低了支护成本,提高了矿井巷道掘进单进水平,表明通过采用强力一次性支护技术,能有效控制深部软岩巷道变形,保障巷道服务期间的正常使用。
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